INFLUENCIA DE TAMAÑO DE GRANO EN LA FLOTACIÓN 1.- INTRODUCCIÓN INTRODUCCIÓN En el experimento realizado se efectuó la flotación de zinc de dos muestras complejas PbAg-Zn de un mismo mineral pero con diferente tamaño de partícula para observar la influencia del tamaño de partícula en la eficiencia de la flotación de minerales y así determinar si la flotación es mejor con un tamaño de partícula más fina o más gruesa.
2.- MARCO TEORICO El tamaño de partícula del mineral es un parámetro importante en el proceso de flotación. En la literatura (Gaudin, et al., 1931; Morris, 1952) se puede encontrar diversos trabajos que reportan el efecto del tamaño de partícula en la recuperación del mineral valioso. Wyslouzil et al. (2009) indican que la eficiencia del proceso de flotación se ve impacta da negativamente cuando se opera en los extremos, es decir, con partículas finas (<10 µm) o partículas gruesas (> 250 µm). Por ejemplo, en la flotación de minerales de fosfatos en celdas convencionales el rango óptimo de partícula suele estar en fracciones entre >45 µm y <250 µm. La flotación de cobre no está ajena a este fenómeno, Bulatovic (2007) presenta un estudio realizado en tres plantas concentradoras en América del Sur. La Figura 1 muestra la influencia del tamaño de partícula en la recuperación de cobre. Se observa que en las fracciones de partículas finas (<20 µm) la recuperación cae a valores inferiores al 50%, mientras que en el extremo opuesto para partículas gruesas (> 150 µm) la recuperación de cobre también es menor al 50%. Lo mismo es mencionado por Jameson (2013), quien indica que la recuperación de partículas mayores a 150 µm es deficiente cuando se utiliza celdas convencionales, a pesar que dichas partículas pudiesen estar adecuadamente liberadas para ser flotadas. Por lo presentado hasta el momento, mome nto, lo más óptimo pareciera ser flotar partículas de tamaño medio (30 µm – µm – 100 100 µm), con el fin de optimizar la recuperación del mineral valioso. Sin embargo, a veces esto no es posible por po r diversas razones, por ejemplo:
En ocasiones el mineral valioso necesita una molie nda fina para liberarse y poder ser recuperado y/o para producir un concentrado de calidad comercial. En diversas plantas concentradoras de cobre, luego lue go de la flotación rougher, el concentrado es remolido antes que pase a la etapa de limpieza. Sin embargo, en esta re-molienda re -molienda podría producirse una elevada cantidad de partículas superfinas sup erfinas (< 20 µm), que terminarán impactando negativamente en la recuperación. En ciertos casos cuando se tiene una mena polimetálica, alguno de los minerales presente podría ser más frágil (Ej. Molibdenita), por lo que dicho mineral tiende a sobre-molerse.
Cuando uno de los minerales tiene una gravedad específica mayor en comparación del resto de los minerales de la mena, ocasiona que el mineral de mayor gravedad específica se reporte en el underflow del hidrociclón (circuito de molienda), a pesar de tener el tamaño y el grado de liberación adecuado para ser flotado. Esto crea una carga circulante generando sobremolienda (Ej. Galena, C asiterita, Oro).
En el caso opuesto, operaciones donde a pesar que a tamaños de partículas de 250 µm, 300 µm o inclusive tamaños mayores presentan liberaciones adecuadas para realizar una flotación rougher; la recuperación a este tamaño de partícula está limitada por la eficien cia de las celdas convencionales. La flotación de gruesos en procesos convencionales no es eficiente por motivos como:
La alta turbulencia que se genera en las celdas convencionales. A medida que el tamaño de las partículas aumenta, las fuerzas de desprendimiento aumentan más rápidamente que las fuerzas de adherencia. Si las partículas no están totalmente liberadas, la recuperación se ve afectada más aún.
Las celdas convencionales son ampliamente utilizadas en la flotación de partículas de tamaño medio. En la práctica se observa, que dependiendo del tipo de tecnolo gía, en algunos casos las celdas convencionales permiten obtener altas recuperación (>90% Cu) de partículas de tamaño medio (30 x 120 µm). Recientemente empresas fabricantes de celdas convencionales han desarrollado mecanismos de flotación (rotor y estator) que ayudarían a optimizar la recuperación de finos y gruesos. Algunas de dichas empresas sugieren también la aplicación de una flotación hibrida, es decir, que en un mismo banco se tenga celdas trabajando a rpm estándares y otras celdas trabajando a rpm ma yores (si se desea optimizar la recuperación de finos) o rpm menores (si se desea optimizar la recuperación de gruesos). Si bien, es posible aumentar o disminuir las rpm en las celdas convencionales, hay que tener presente que ex iste un límite. Así, si se incrementa las rpm en forma excesiva (por ejemplo >20%), es muy probable que se genere demasiada turbulencia dentro de la celda, lo que generará la ruptura de las burbujas y finalmente terminará impactando negativamente la recuperación. Adicionalmente, por cada unidad de rpm que se aumente, el consumo de energía aumentará en tres veces. Es decir, a mayores rpm, mayores consumo de energía, y probablemente se requerirá motores de mayor potencia, entonces mayores costos. En contraparte, si se desease mejorar la recuperación de gruesos, los fabricantes de celdas convencionales sugieren disminuir las rpm del mecanismo. Si se disminuye las rpm a valores mayores al 10%, es probable que ocurran problem as de sedimentación, que podrían inclusive causar la parada de las celdas. Es decir, si bien las tecnologías convencionales con ciertas modificaciones pudiesen presentar mejoras en la recuperación de partículas finas y gruesas, por su propia
características de diseño tienen limitaciones que dificultan la recuperación óptima de partículas finas (< 20µm) y partículas gruesas (> 250µm). Para recuperar eficientemente las partículas finas (< 20µm) se requiere de un tipo de tecnología que permita generar micro-burbujas (mayor área superficial) y que permita maximizar el contacto partícula – burbuja. Por otro lado, para la recuperación de partículas gruesas se requiere de una celda que no genere turbulencia, que permita trabajar sin colchón de espumas, y que evite las partículas gruesas alcancen su velocidad terminal de sedimentación fácilmente. Para que sea factible la flotación de partículas sólidas o líquidas más densas que el líquido, es preciso que la adherencia de las partículas a las burbujas de gas sea ma yor que la tendencia a establecer un contacto entre las partículas y el líquido. Este contacto entre un sólido y un líquido se determina -mediante la medida del ángulo formado por la superficie del sólido y la burbuja de gas (Fig. 8- 1).
Si θ = 0, el contacto entre el sólido y el líquido se realiza de forma perfecta; es imposible la adherencia sólido-gas. Si θ = 180°, el contacto entre el sólido y el líquido es nulo; es óp timo el contacto sólido-gas. Se trata de un caso límite que nunca se da en la práctica, puesto que ningún líquido da un ángulo θ mayor de 110° (caso del mercurio). Entre estos dos valores, la adherencia partícula – gas aumenta con el valor del ángulo θ. Puede considerarse este tipo de flotación de una partícula en el caso de partículas sólidas o líquidas (aceites) que tienen una forma relativamente simple y una n aturaleza conocida. En el caso de partículas floculadas, a los fenómenos de superficie se suman las adherencias mecánicas ligadas a la estructura de los flóculos, especialmente inclusiones de gas en los flóculos. El ángulo θ se puede aumentar mediante el uso de sustancias tensoactivas que forman una película hidrófoba alrededor de las partículas. Tales sustancias poseen en sus moléculas una parte no polar (hidrófoba) que es atraída por las burbujas de aire en ascensión y otra polar (hidrófila), que es atraída por la fase dispersa. El empleo de sustancias espumantes también
ha sido recomendado para formar una mezcla más estable de burbujas y partículas: tales sustancias tienen, además, la propiedad de reducir el tamaño de las bolas de aire, aumentando la superficie específica de las mismas, para proporcionar mayor capacidad de absorción y tiempo de contacto, ya que bolas de aire pequeñas poseen menores velocidades ascensionales. Los mecanismos de contacto entre las bolas de aire y las partículas pueden resultar de las siguientes acciones: a) Colisión entre la bola y la partícula, debido a turbulencia o a atracción entre ambas.
3.- OBJETIVOS. 3.1 OBJETIVO GENERAL.
Demostrar la influencia de tamaño de grano en la efectividad de la flotación y la influencia en el porcentaje de recuperación.
3.2 OBJETIVO ESPECIFICOS
Establecer el tamaño de grano adecuado para la flotación de zinc. Realizar la flotación de Zn para un mineral complejo con tamaño de partícula -140 mallas Tyler. Realizar la flotación de Zn para un mineral complejo con tamaño de partícula -65 mallas Tyler Realizar los cálculos respectivos de los reactivos en el proceso de flotación del Zn. Controlar las condiciones de operación de la práctica. Realizar y conocer los balances de metalúrgicos para ambos procesos de flotación. Comparar resultados de las dos pruebas.
4.- MATERIALES Y EQUIPOS 4.1 Materiales
Probeta graduada Vidrio de reloj Piceta de agua Recipientes de plástico Recipientes de metal Jeringas Paleta Pipeta Papel filtro Mineral complejo Pb-Ag-Zn, tamaño de grano -140 mallas Tyler Mineral complejo Pb-Ag-Zn, tamaño de grano -65 mallas Tyler
4.2 Equipos
Balanza analítica Celda de flotación DENVER con un volumen de 2000 ml Horno de secado Filtro pH metro digital
4.3 Reactivos
Xantato Isobutilico de Sodio Z-14 al 10% Sulfato de cobre (CuSO4) al 10% Espumante DF-1012 Cal
5.- REALIZACION DE LA PRÁCTICA Primero se pesó la cantidad de muestra a utilizar para un volumen de 2000 ml, la muestra que se utilizo fue la de tamaño de particula de -140 mallas Tyler, una vez calculada la cantidad de muestra se calculó la cantidad de reactivos para esta cantidad, hecho esto se midió la cantidad de agua y se procedió a preparar la pulpa y fue vertida en la celda de flotación, luego se midió el pH de la pulpa utilizando indicadores de pH, una vez hecho esto se elevó el pH de la pulpa utilizando cal, se fue añadiendo la cal poco a poco hasta llegar a un pH de 11. Después de elevar el pH de la pulpa se añadió el activador a utilizar, en este caso el sulfato de cobre (CuSO4) al 10%, se esperó 5 minutos de acondicionamiento, después se midió nuevamente el pH para confirmar que aun este alrededor de 11, una vez verificado esto se añadió la cantidad de colector calculado anteriormente, el colector a utilizar en este caso es Xantato Isobutilico de Sodio Z-14 al 10% se esperó un tiempo de acondicionamiento de 2 minutos. Luego se añadió una gota de espumante que en este caso fue DF-1012, se esperó un tiempo de acondicionamiento de 30 segundos, hecho esto se produce la flotación entonces se va recogiendo el material flotado utilizando una paleta el tiempo que se recogió el material flotado con la paleta fue de 13 minutos y depositándolo en un recipiente. Una vez hecho todo esto se procedió a separar el agua existente en los productos obtenidos, utilizando un papel filtro, para después terminar de eliminar el agua en el horno de secado, finalmente se procede a pesar los productos para después mandarlos analizar para conocer en contenido de marial valioso existente en los productos. Se realizó el mismo proceso con la muestra con tamaño de partícula -65 mallas Tyler bajo exactamente las mismas condiciones y mismos tiempos para luego comparar los resultados de estas dos pruebas.
6.- CALCULOS Y RESULTADOS 6.1 Calculo de la cantidad de reactivos a utilizar:
Volumen de agua = 2000ml Peso de la muestra = 600g
Activador: Sulfato de cobre 480 g/T Peso de muestra = 600g = 0.0006 T
= =
480
∗
∗ 0.0006 ∗
100% 10%
= 2.88( 10%)
La cantidad de sulfato de cobre a utilizar es 2.88ml
Colector: Xantato Z-14 160 g/T
= =
160
∗
∗ 0.0006 ∗
100% 10%
= 0.96 ( 10%)
La cantidad de Xantato Z-14 a utilizar es 0.96ml
6.2 Balance metalúrgico Prueba 1: Peso inicial = 600g D80 = -140 mallas Tyler Ley de cabeza = 11.67% Zn pH = 11 Velocidad de agitación: 1200 RPM Tiempo de acondicionamiento: Activador 5 min Colector 2 min Espumante 30 seg Tiempo de recolección de espuma 13 min PRODUCTOS Concentrado Colas Alimentación
PESO (gr) %PESO 128.61 21.51 469.23 78.49 597.84 100.00
LEY UNIDADES DISTRIBUCION FINOS 49.08 1055.83 89.97 63.12 1.50 117.73 10.03 7.04 11.74 1173.56 100.00 70.16
Recuperación Zn: % =
∗ ∗
∗ 100
128.61 ∗ 49.08%
% =
600 ∗ 11.74%
∗ 100 = 89.61
Radio de concentración Zn: =
=
600
= 4.67
128.61
Radio de enriquecimiento Zn: =
=
49.08% 11.74%
= 4.18
Prueba 2: Peso inicial = 600g D80 = -65 mallas Tyler Ley de cabeza = 11.67% Zn pH = 11 Velocidad de agitación: 1200 RPM Tiempo de acondicionamiento: Activador 5 min Colector 2 min Espumante 30 seg Tiempo de recolección de espuma 13 min PRODUCTOS PESO (gr) %PESO Concentrado 109.6 18.41 Colas 485.83 81.59 Alimentación 595.43 100.00
LEY UNIDADES DISTRIBUCION 45.35 834.75 76.52 3.14 256.20 23.48 10.91 1090.95 100.00
Recuperación Zn: % =
∗ ∗
% =
109.6 ∗ 45.35% 600 ∗ 11.74%
∗ 100
∗ 100 = 70.56
FINOS 49.70 15.26 64.96
Radio de concentración Zn:
=
=
600 109.6
= 5.47
Radio de enriquecimiento Zn: =
=
45.35% 11.74%
= 3.86
6.3 Grafica Recuperación Vs Tamaño de partícula (N° de malla Tyler) 100 90 80 N O I C A R E P U C E R %
70 60 50 40 30 20 10 0 0
10 20 30 40 50 60 70 80 90 1 00 110 120 130 140 150 TAMAÑO DE PARTICULA (N°MALLA TYLER)
6.4 Grafica %Ley del concentrado vs Tamaño de partícula (N° de malla Tyler) 49.5 49 O48.5 D A R 48 T N E 47.5 C N O 47 C L E 46.5 D Y E 46 L
45.5 45 0
10 20 30 40 50 60 70 80 90 1 00 110 120 130 140 150 TAMAÑO DE PARTICULA (N° MALLA TYLER)
7.- CONCLUSIONES Basado en los resultados del porcentaje de recuperación y la concentración obtenidos a partir de las dos pruebas realizadas se puede concluir que a un tamaño de partícula menor la flotación será más eficiente, confirmando así la influencia del tamaño de grano en la flotación, dado que este es un factor importante que infiere directamente en el porcentaje de recuperación del proceso y la concentración del producto concentrado obtenido de la flotación. Un factor a tomar en cuenta también es los tiempos de acondicionamiento de reactivos después de añadirlos a la pulpa, dado que de esto dependerá su efectividad sobre el mineral a flotar, en conclusión los resultados de la flotación cambiaran dependiendo del tiempo de acondicionamiento de los reactivos.
8.- RECOMENDACIONES Las condiciones de flotación y los tiempos de acondicionamiento deben exactamente los mismos en ambas pruebas para así poder comparar los resultados de la flotación con diferente tamaño de partícula.
9.- BIBLIOGRAFÍA
Antonio C. Bravo G. (2004). MANUAL DE FLOTACION. Casapalca, Perú MSc. Ing. Nataniel Linares Gutiérrez. (2013). PROCESAMIENTO DE MINERALES II. Tacna, Perú: Universidad Nacional Jorge Basadre Grohmann.
